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1、1 昆明理工大学成人高等教育昆明理工大学成人高等教育 毕毕 业业 设设 计（论文）计（论文） 学习形式： 专业： 级别： 学生姓名： 函授 矿物加工工程 2011 级 翟保伟 2 昆明理工大学成人高等教育昆明理工大学成人高等教育 毕业设计（论文）任务书毕业设计（论文）任务书 设计（论文）题目：浅谈阿希金矿氰化尾矿回收工艺的改造实践 学生姓名： 翟保伟学号：专业年级：2011 学习形式：函授 夜大 脱产函授站： 新疆 毕业设计（论文）内容： 专题（子课题）题目： 内容： 设计（论文）指导教师： （签字） 主管教学院长： （签字） ： 2013 年月日 3 浅谈阿希金矿氰化尾矿回收工艺的改造浅谈阿
2、希金矿氰化尾矿回收工艺的改造 学习形式： 专业： 级别： 学生姓名： 实践实践 函授 矿物加工工程 2011 翟保伟 4 目录 摘要、引言.错误！未定义错误！未定义 书签。书签。 1 原矿的性质.错误！未定义错误！未定义 书签。书签。 1.1 矿物组成.错误！未定义错误！未定义 书签。书签。 1.2 原矿的分析.错误！未定义错误！未定义 书签。书签。 1.3 金的赋存状态.3 2.工艺改造的原因.3 2.1 氰化尾矿的特点.3 2.2 磨矿工艺.3 2.3 氰化尾矿的复杂性.4 3 氰化尾矿回收的设计工艺.4 4.改造前的实验数据.5 4.1 实验概述.5 4.2.1 实验筛析.6 4.2.2
3、 药剂制度及实验数据.6 4.3 实验分析.7 5 对选矿工艺流程的改造.8 改造后选矿工艺流程图.9 5 6.浮选药剂制度的完善.10 7.改造前后的生产数据对比.11 8 结束语.12 9.参考文献.12 1 浅谈新疆阿希金矿氰化尾矿回收工艺的改造实践浅谈新疆阿希金矿氰化尾矿回收工艺的改造实践 作者：翟保伟作者：翟保伟 西部黄金伊犁有限责任公司西部黄金伊犁有限责任公司 摘要:阿希金矿根据氰化尾矿性质和矿物成分复杂的原因，针对浮选流程不稳 定、处理量低、 Au 的回收率低等问题，对选矿工艺流程进行改造、对药剂制度 的加以完善、以及配矿浮选的措施特点，稳定了浮选流程，提高了回收率，取 得了成效
4、。 关键词：关键词： 氰化尾矿微细粒不稳定矿物成分复杂 引言：引言： 新疆阿希金矿可回收利用的氰化尾矿量约为 150 万吨，现累计品位 1.9 克/吨，总金属量46 吨，可回收金属量约3 吨左右。新疆阿希金矿本着资源 回收再利用、循环经济的科学发展观，对该部分资源做了大量的可行性研究工 作，充分证明其具有回收价值。于 2007 年投入氰化尾矿回收工程的筹建，尾 矿库区采用水力开采管路输送到 500T 选厂的建设方案，并于当年 9 月投入试 生产。 1.1. 原矿的性质：原矿的性质： 1.11.1 矿物组成矿物组成 试验样取自阿希金矿历年来生产的氰化浸出尾矿，尾矿成分复杂，主要因 建矿初期生产的
5、易氰化浸出的氧化矿和随着逐步向深部开采的含砷、硫、锑等 有害杂质较多的原生矿及混合矿的氰渣共同组成。在生产过程中由于矿石性质 发生了变化，采用原有的氰化浸出工艺导致氰化浸出率低，尾矿中金损失较大， 通过综合取样分析金品位在 2.0g/t 左右。 2 该矿样主要金属硫化物为黄铁矿、白铁矿、毒砂，还含有少量的磁黄铁矿 和以及微量的黄铜矿、方铅矿、闪锌矿。黄铁矿蚀变褐铁矿现象普遍。主要金 属氧化矿为褐铁矿（由钎铁矿、水针铁矿、针铁矿三种矿物组成） 、赤铁矿。脉 石矿物主要为石英和长石类，其次是粘土类矿物如高岭土、绢云母等，其它脉 石矿物还有方解石、白云石、白云母、重晶石等。 各矿物相对含量见表各矿物
6、相对含量见表 1.11.1： 表 1.1 矿物名称 含量% 矿物名称 含量% 矿物名称 含量% 黄铁矿、白铁矿 4.32 褐铁矿、 赤铁矿 、 磁铁 矿 2.42 方解石、白云石 1.87 毒砂 0.45 石英、长石 63.17 闪锌矿 0.13 绿泥石 1.20 其它 1.00 黄铜矿 0.07 方铅矿 0.05 高岭石、绢云母、白 云石 25.32 1.2.1.2.原矿的多元素分析原矿的多元素分析 表 1.2 元素 含量（%） 元素 含量（%） Au(g/t) 2.00 S 1.82 Ag(g/t) 18.00 As 0.45 Cu 0.07 Al 2O3 11.19 Zn 0.062 S
7、iO 2 69.96 Pb 0.02 CaO 4.33 TFe 4.57 MgO 3.27 Sb 0.61 1.31.3 金的赋存状态及嵌布特征金的赋存状态及嵌布特征 光学显微镜下观察， 绝大多数为脉石矿物， 含少量黄铁矿、 白铁矿、 毒砂， 未发现可见金颗粒。 氰化尾矿为硫矿物含金石英脉型矿石，主要金属矿物为黄铁矿、白铁矿、 菱铁矿、毒砂、即金的赋存矿物；该矿物中裸露金极少，属微细粒包裹金，为 难选矿石。金与黄铁矿、毒砂具有强共生关系，分布率达69.3%，在浮选作业 3 中较易于流失。目前进入流程的氰化尾矿细度-0.074mm 为 85%。而金、银、 硫、 均集中分布在-0.033mm 粒级
8、中占 77%左右， 所以浮选原矿细度要求-200 目含量在 90%以上。 2.2. 选矿工艺改造的原因选矿工艺改造的原因 2.1含金氰化尾矿的特点： 阿希金矿的矿石含泥量较高， 高岭土等原生泥约占 22%左右，不易沉淀；另外可回收的这部分尾矿为氰化尾矿，又经过多年自然 氧化，其中金的主要载体黄铁矿表面有氧化现象，使浮选难度加大；可回收的 氰化尾矿与回收难度更大的浮选尾矿相混杂，致使浮选流程不稳定；此部分尾 矿粒度较细，平均细度200 目在 87%以上。以上特点致使浮选难度加大，且 浮选指标易出现波动。 2.2磨矿工艺： 尾矿回收工艺采取尾矿水力开采， 水采上来的尾矿经沉降后， 粗砂经磨机擦洗一
9、遍后，进入浮选流程。尾矿库区水力开采出的尾矿经由管路 输送到 500T 尾矿回收选厂，输送的矿浆浓度为32%左右。虽在500T 选厂设 有18 米浓密机，由于矿石不易沉淀，实际生产中脱水效果低，进入球磨机的 矿浆浓度不足 40%，达不到球磨机的磨矿浓度要求。所以18 米浓密机排矿 经过一段磨矿后，经过双螺旋分级机分级，细度达不到-200 目 90%的效果， 而该矿物属微细粒包裹金，在浮选原矿中-0.074mm+0.057mm 的矿物粒级 中金的分布为23.3%，-0.032mm 为 76.6%，在金精矿中金的分布为 -0.032mm76.43%。在 500t 选厂投入生产的前期由于以上因素，磨
10、矿和分级 本身设计存在一定的缺陷，导致了浮选原矿细度-200 目不到 85%是致使浮选 回收率 57%、浮选尾矿品位高的主要原因之一。 2.3氰化尾矿性质复杂， 金的载体表面钝化严重， 新疆阿希金矿的入选矿物的 4 粘土类矿物较多，在后续工艺中又有大量次生矿泥的产生，矿浆粘度较大。新 疆阿希金矿 1000t 选矿厂生物氧化工艺投入生产后，有中和渣、中和液、生物 氧化后的矿物氰化渣及前期的氧化矿等对浮选流程有害物质的混入，使氰化尾 矿进入浮选后工艺的操作难度加大，流程极不稳定。在生产的前期，浮选流程 参照设计的工艺制度进行操作，理论和实际出入较大，上述原因是浮选泡沫层 过厚且泡沫不破裂，浮选作业
11、跑槽严重，泡沫槽加水量大，浮选尾矿浓度严重 降低。 致使浮选的处理量只有 350 吨， 浮选精矿产率波动较大， 金精矿品位低， 浮选尾矿品位跑高，回收率徘徊在 5557%。 3.3.设计尾矿回收选矿工艺简述设计尾矿回收选矿工艺简述 3.1 磨矿工艺：设计水采输送至18 米浓密机的矿浆，脱水至 45%的矿浆浓度 进入一段磨矿、一段双螺旋闭路分级，双螺旋溢流进入浮选的磨矿工艺流程。 同时设计固体表外矿原料仓及板式给料机配入磨机适量的干矿。球磨机为 2100 x3000 格子型磨机、分级机为 2FG-15 高堰式双螺旋分级机。 3.2 浮选工艺：采用一次粗选、二次扫选、二次精选的闭路浮选工艺流程，经
12、 过磨矿后的矿浆经2500 x2500 搅拌槽进入 4 台 BF-6 浮选机进行粗选， 粗选 尾矿进入 6 台 BF-6 浮选进行两次扫选，粗精矿进入 BF-2.8 的浮选机进行两 次精选（14 台自吸式浮选机） 。 3.3 精矿由渣浆泵打入12 米浓密机脱水软管泵2500 x2500 搅拌槽 渣浆泵板式压滤到精矿仓，设计安装两 台 XAZ150 型小压滤机。扫选尾 矿由砂浆泵打入24 米浓密机进行脱水，回水返回高位水池再利用。 3.4 浮选尾矿处理工艺: 设计安装 500M2型压滤机和 XMY1060 型各一台。 浮 选尾矿由渣浆泵打入24 米浓密机脱水后矿浆自流至3500 x4000 搅拌
13、槽 5 渣浆泵板式压滤机滤饼由皮带运输机尾矿库干式自然堆放，滤液返回 高位水池再利用。 4.4.改造前的闭路浮选实验数据改造前的闭路浮选实验数据 4.1根据现场情况取样实验，期间采用了硫化钠和硫酸铵及硫酸作为活化剂， 但都因矿浆粘度大和处理量受制约没有成功进行了排除。通过开路实验最终选 定磨矿分级+浮流药剂制度+配矿的工艺改造，改造效果如表 4.2.1 所示，从实 验数据分析，改造后降低了金的包裹、减少了次生矿泥，提高了大颗粒的矿物 细度。采用硫酸铜作为活化剂，水玻璃作为分散剂，通过特金剂和配矿处理稳 定流程，浮选回收率高于设计指标 60%。 实验数据如表 4.2.2 及图 4.2.1 4.2
14、.1 1:4 1:4 配矿磨后筛析金在不同粒级的分部情况表配矿磨后筛析金在不同粒级的分部情况表 筛析目数 产率(%) 个别 +0.15 -0.15+.097 -0.097+0.074 -0.074+0.057 -0.057+0.045 -0.045+0.038 -0.038+0.032 -0.032 合计 微量 1.21 3.56 1.41 4.42 8.14 2.98 78.44 累计 微量 1.21 4.61 6.02 10.44 18.58 2.25 21.56 1001.881.47 1.92 76.67100 0.2513.0123.33 1.690.0995.1210.32 2.1
15、70.105.205.20 品位 g/t 金属量 g 金属分布率（%） 个别累计 6 表表 4.2.24.2.2 药剂制度及条件药剂制度及条件 丁基黄 作业水玻璃硫酸铜 药 名称（g/t） （g/t） （g/t）（g/t） 粗选 精选 1 精选 2 扫选 1 扫选 2 2000 - - -500 -300 100 - - - - 150 - - 50 20 20 - - - - 100 - - 30 6 3 3 6 6 药 （g/t） （min） （%） 28 12 6 26 24 丁铵黑 硫酸铜浮选时间 度 矿浆浓 7 配矿 1:4 原矿 产率（%）金品位（g/t） 金回收率（%） 100.
16、001.62 100.00 磨矿 27.752.99 51.23 20.256.32 79.01 127.751.92 151.23 粗选107.501.09 72.22 116.001.18 84.57 扫选 1 11.753.67 36.42 8.502.33 12.19 3.753.00 6.71 104.250.75 48.15 扫选 2 95.750.60 35.80 24.00 5.79 85.80 精选 1 8.0014.38 70.99 精选 2 4.2524.43 64.20 16.001.50 14.81 精矿 尾矿 图图 4.2.14.2.1浮选数质量流程浮选数质量流程
17、4.3 根据实验筛析、原矿性质及浮选数据分析如下: 4.3.1 金的赋存状态主要以银金矿为主，金银矿、自然金次之，与金属矿 物黄铁矿、毒砂、黄铜矿及脉石矿物石英关系密切。 4.3.2 金矿物以细粒金和微细粒金为主（小于 0.037mm 占 82.30%） ，并 以包裹金为主（其中脉石包裹金占 30.00%）金矿物粒度细，浮选要细磨。 4.3.3 该矿石风化、蚀变较强烈，氧化程度较高，泥化较严重，属难选矿 石。 4.3.4 针对矿石氧化程度高、泥化严重、浮选矿浆粘的特点。现场浮选流程的 8 中矿产率大，矿浆浓度大，气泡皂化严重，不易操作，指标不稳定。在试验中 采用的选矿工艺是合理可行的，原矿品位
18、：金1.62g/t、浮选精矿品位：金 24.43g/t、浮选精矿回收率：金 64.2%。 3.5.5 氰化尾矿和新鲜矿物配比磨矿，金矿物解离度较高，矿浆含泥较少，更 有利于浮选回收。 3.3.6前期现场生产指标为入选原矿金品位 1.88g/t， 选尾矿金品位 0.808g/t， 精矿金回收率 57%，本次试验在入选原矿低于2009 年入选品位（本次试验原 矿金品位 1.62g/t）的情况下，金精矿品位和金回收率都高于 2009 年现场生 产指标，浮选尾矿金品位低于 2009 年现场生产指标，实验证明工艺改造方案 可行。 5.5. 对选矿工艺流程的改造对选矿工艺流程的改造 5.1针对生产中的实际
19、情况需要和入选矿物的性质特点，对氰化尾矿进入 18 米浓密机之前加设自制脱气，重粗砂采用旋流和溜槽分级，该设备添加后， 氰化尾矿输送管路所带来的大量气体被消除后，细度高的矿物进入浓密机后干 扰因素减少，重砂易分离。而表外矿的处理则由球磨及旋流器构成的闭路系统 处理，沉砂返回双螺旋分级机，后进入球磨机再磨，这样既保证了氰化尾矿入 选-200 目 91%的细度又解决了进入浮选的次生矿泥量的增多和旋流器配套砂 泵的负荷要求。 5.2氰化尾矿回收工艺改造流程基本如下： 9 表外矿 回水池 球磨机 双螺旋 返砂 旋流器 沉砂 18米浓密机 溢流 1搅拌槽 2搅拌槽 粗选 水采尾矿 精选1扫选1 精选2
20、12米浓密机 扫选2 24米浓密机 溢流 压滤回水 溢流 压滤回水 150压滤机 1060压滤机 精矿库尾矿库 氰化尾矿回收选矿工艺流程图 5.3 经过生产试验在流程中采用 1： 4 的阿希金矿表外低品位原矿和氰化尾矿配 比浮选， 流程可以增加稳定性，有效的降低单位时间进入浮选流程的有害矿物 10 和不利于浮选的次生物质。阿希金矿将破碎致 5mm 的低品位（1.5g/t）新鲜 原矿以每小时 5 吨的量连续配入，磨矿细度控制在-200 目的 72%，磨矿浓度 控制在 65%， 后经双螺旋分级机分级，溢流进入旋流器分级，粗砂返回球磨 再磨，从而提高了浮选原矿的细度和浮选流程的稳定性，浮选的处理量从
21、达不 到 500 吨的设计值提高到每天处理 600 吨左右。 6.6. 浮选药剂制度的改善浮选药剂制度的改善（文中黄药、黑药即丁基黄药、丁铵黑药） 6.1针对入选矿物的复杂性、温度、药剂制度等问题造成浮选的流程泡沫过厚、 过粘不易破裂，浮选流程不顺畅，进行配矿浮选生产性试验后，确定适合生产工艺 需要的药剂添加制度， 并将加药点进行调整， 将硫酸铜由2#槽改在1#调浆槽添加， 增加活化擦洗时间5 分钟，提高了钝化矿物的可选性。硫酸铜用量由200g改为 130g， 消除了硫酸铜在对氰化尾矿的活化过程中和复杂的物质发生较强的反应，以 及硫酸铜过量时的剧烈反应，保证浮选界面的稳定。通过对药剂量和加药程
22、序的调 整，对粗选、扫选添加水玻璃作为分散剂，在精选一添加六偏磷酸钠进行分散从而 有效的降低了矿泥的粘度，精矿品位有 17克/吨提高到今天的23.8克/吨。 （改造 后浮选流程药剂添加制度如下图） 项目 粗选 扫一 扫二 精选一 黄药 90 g/t 40 g/t 20 g/t 6.2 浮选作业矿浆温度一般在20度左右， 该选厂在10月份室外温度已到零度， 黑药 15 g/t 4 g/t 2 g/t 水玻璃 2Kg 0.5Kg 0.3 Kg 六偏 50g/t 硫酸铜 100 g/t 30g/t 特金 6g/t 4g/t 11 进入浮选的矿浆带有冰渣，温度过低会降低浮选药剂的使用效率，故冬季流程
23、的矿浆在 1#槽和18 米浓密机进行加温，保证正常的浮选矿浆温度，其次在 1#槽里加微量的黄药，将 PH 值控制在 6.5 左右，使其在加热管处，弱酸性矿 浆中微量黄药，氧为双黄药，利用双黄药对黄铁矿中金解吸力强的特点，提高 黄药的捕收力同时可以相应降低泡沫寿命（引自浮游选矿网）。同时参考本矿 1000T 选厂的工业试验结果并结合 500T 选厂入选矿石性质复杂，流程泡沫过 大致使流程不畅通的生产实际，将 2#油改为特进 1#油，黑药的用量减少到原 来的 1/4，浮选流程基本稳定, 跑槽次数明显降低，保证了粗选作业55%实际 回收率，稳定了产率。 7.7.工艺流程流程的改造和药剂制度的修改前后
24、两个月的生产数据对比结果如下工艺流程流程的改造和药剂制度的修改前后两个月的生产数据对比结果如下 表：表： 处 理 量 项目 （吨/ 日） 设计 改造 358 前 改造 595 后 500 原 矿 品位 （克/ 吨） 2 精矿品 位 （克/ 吨） 20 尾矿品 位 （克/ 吨） 0.860692 回收率 （%） 精矿产率 （%） 浮选原矿细度 -200 目% 1.7170.78575.784 1.83240.6563.94.991 12 结束语：结束语： 通过本次工艺改造减轻了矿石微细粒包裹， 消除尾矿板结导致的颗粒矿物， 氰化尾矿氧化严重，矿石粘度大对金属矿物的分选的影响。对于脉石矿物所含 金
25、属在 30，大部分金属矿物捕收速度慢，浮选流程存在缺陷。药剂制度需要 改进和探索完善。氰化尾矿成分复杂，造成浮选流程本身的不稳定，等都对浮 选回收率有一定的影响。 从生产实践看，阿希金矿针对氰化尾矿浮选回收过程中，存在的工艺技术难题 所采用的应对工艺技术改造措施，确实稳定了浮选流程， 提高了精矿品位和回收率。 其矿石的特殊性及相对的工艺参考较少，对选矿工艺技术还需进一步探究，金的回 收率和精矿品位应该还有提高的空间。随着尾矿回收开采今后还要根据实际生产的 需要进行工艺流程的改造。在条件允许的情况下可以提高配矿比到 50%， 磨矿改为 两段闭路磨矿，浮选的回收率可能提高的幅度更高。根据资源的紧缺情况分析该项 目具有较高的挖潜价值。工艺探索的空间还很大。 参考文献：参考文献： 有色金属杂志冯国富孙蔚 北京矿业研究院对阿希金矿矿物研究报告蒋开喜占凯 浮游选矿基础理论冶金工艺王资 阿希金矿尾矿回收设计报告 冯国富尹新辉 1选矿设计手册编委会.选矿设计手册M冶金工业出版社 1994.